浮选时间关系到选厂的建设投资和选厂投产后的选矿指标，是影响矿产资源有价元素回收率和矿山经济效益的重要设计参数之一（袁琳阳等，2021）。浮选时间选择过短，会导致矿产资源有价元素回收率降低；浮选时间选择过长，则会使选厂建设投资和运行能耗增高（刘建忠，2009；李红，2011）。在进行选厂浮选设计时，选厂的浮选时间是将实验室流程试验确定的浮选时间乘一个放大系数（K），再参考同类型矿石性质选厂在工业实践中得到的浮选时间，从而最终确定选厂的设计浮选时间（史帅星等，2013；陈名洁等，2018）。经查阅文献，少见有关K值选择依据的报道，该值还只是一个经验数据。国外选厂K值一般取2，国内K值一般取1.5（《选矿设计手册》编委会，1988）。饭岛一等（1990）详细总结了铜、铅、锌、硫和钼等有色金属矿物的粗选或混合浮选时的K值，认为K值分布在0.90~2.62之间，大多小于1.75，平均值为1.54；对于金矿石浮选，K值最高可达到5；即使对于同一种矿石，K值也有很大的差别。实际上，K值的选择对选矿指标影响很大，K值选择偏小，浮选时间过短，则精矿品位高，回收率低；K值选择偏大，浮选时间过长，精矿品位低，回收率高（秦伍等，2018）。随着矿产资源开发力度不断加大，易选别矿石消耗殆尽，难选矿石成为矿产资源的主要来源。矿石性质劣化，造成难选问题日益突出（殷璐等，2018；唐义胜，2020；杨波等，2020）。因此，开展选矿试验是进行选矿设计的基础，选矿设计应基于对试验数据和矿石性质的充分了解，并谨慎确定K值（邓圣为等，2019）。对于难选矿石，K值宜大不宜小；对于易选矿石， K值宜小不宜大。放大系数的准确选取可为选厂后续达产达标奠定坚实基础。

选厂生产过程中，浮选时间的影响因素较多，如矿石难选性、浮选浓度、浮选液位及充气量等。对于以上影响因素，研究人员开展了相应的工业浮选试验，确定了适宜的工艺参数，并将试验成果应用于工业生产实践中，提高了资源的回收率和企业的经济效益（陈晓东，2021）。在选厂建成投产以后，矿石性质、选矿工艺和浮选时间等工艺条件是变化的，从业者应根据选厂存在的问题，及时开展选厂工艺考察和选矿工艺优化试验研究，这对提高选矿回收率意义重大（周建月，2018；杨俊龙等，2020）。根据浮选时间试验可知，若浮选时间过短，则精矿品位高，回收率低；若浮选时间过长，则精矿品位低，回收率高。因此，对于难选矿石，可以适当减小选厂的处理量，从而延长浮选时间，提高回收率（张丽霞，2002；李垒等，2014；余厚福等，2020）；对于易选别矿石，可适当增加选厂的处理量，从而降低选矿加工能耗，提高生产效率（赵铁林，2018）。此外，在选厂生产实践中，绝大多数选厂入选矿石的性质、品位会发生不同程度的变化，选矿工艺也需要进行必要的调整和优化，否则选厂浮选指标就会出现波动。浮选时间不仅关系到选厂的矿石处理能力，而且关系到选厂的生产指标和企业的经济效益。因此，在对选矿工艺进行优化时，除了可以调整磨矿细度、浮选浓度和药剂制度（刘守信等，2010；田祎兰，2015）等条件外，浮选时间也是重要的考虑因素，对性质复杂的难选矿石更是如此。

针对难选金矿浮选时间和K值的选定问题，以青海某难选金矿选厂为例，开展了选矿试验，并计算了浮选时间的放大系数，以期为同类型矿石性质选厂的浮选工艺设计提供参考。

青海某金矿为微细粒蚀变岩型难选金矿。该矿石硫含量较低，砷和碳含量较高。贵金属矿物以自然金为主，含有微量碲金银矿、方锑金矿、黑铋金矿、硫银矿、自然银、碲银矿和锑银矿等。金属硫化矿物主要有黄铁矿、磁黄铁矿和毒砂，含少量斜方砷铁矿、黄铜矿、闪锌矿、方铅矿、辉锑矿、辉锑镍矿和辉锑铁矿等。金属氧化矿物为少量的褐铁矿、金红石、白铁矿和钛铁矿等。脉石矿物主要为石英、黏土类矿物（绢云母、绿泥石、黏土和蒙脱石等）、长石和方解石，含少量白云石、阳起石和黑云母等。

矿石中绝大多数金以显微、超显微分散状态包裹在毒砂和斜方砷铁矿中，其次是包裹在绢云母、石英和绿泥石等脉石矿物中，少量与黄铁矿和磁黄铁矿连生或包裹，游离金占比为34.21%，金属硫化矿物包裹金占比为52.24%，脉石矿物包裹金占比为13.65%。金的嵌布粒度微细，少量金嵌布粒度达到纳米级。粒度在20~40 μm的金占比为36.37%，10~20 μm的金占比为24.86%，5~10 μm的金占比为26.03%，小于5 μm的金占比为12.74%。

该金矿选矿厂在进行设计时，其选矿试验的粗选浓度为25%，设计浮选工艺流程图如图1所示，浮选采用RK/FD3.0 L（1.5 L、0.75 L、0.5 L）单槽浮选机。设计试验指标见表1。

在实际设计时，结合选矿流程试验确定的浮选时间以及国内相同类型的选厂生产浮选时间，设计矿石处理量为1 500 t/d。破碎采用两段一闭路流程，磨矿采用两段两闭路流程。浮选共2个系列，工艺为一粗二精二扫流程。其中，粗扫浮选机为XCF+KYF浮选机组合，单台浮选机有效容积为8 m³，生产能力（矿浆）为2~8 m³/min，吸气量为0.0~1.5 m³/（m²·min），浓度<45%；精选采用BF浮选机，单台浮选机有效容积为2 m³，生产能力（矿浆）为1.0~2.0 m³/min，吸气量为0.5~1.0 m³/（m²·min），浓度<45%。实际选矿工艺流程见图2。

选厂达产后，对浮选工艺流程进行考察，明确各浮选作业浓度及产率，并在此基础上进行浮选时间和K值计算，计算结果见表2，选厂达产后的生产指标见表3。

由表2可知，选厂浮选作业粗选浓度为25%，扫选、精选浓度为20.0%~23.2%；浮选试验确定的浮选时间为31 min，选厂设计的浮选时间为54 min，设计粗选K值为1.50，精选K值为2.50~2.67。选厂达产后，实际浮选时间为68.99 min，平均K值为2.23。其中，粗、扫选K值为1.86~2.41，平均值为2.13；精选K值为1.88~3.45，平均值为2.55。

由表1和表3可知，与设计时的试验指标相比，选厂达产后的原矿品位降低了0.87 g/t，精矿产率降低了2.91%，金回收率降低了1.48%，金富集比降低了0.29。

随着采矿由地表向地下延伸，选矿厂入选金矿品位呈降低的趋势。现阶段选矿厂入选品位约为2.3 g/t。为了提高金的回收率，对该选厂浮选工艺进行优化。

（1）浓度条件试验。在浮选细度为71.98%的条件下，开展浮选浓度条件试验，试验流程见图3，试验结果见表4。由表4可知，随着浮选浓度的增加，精矿品位递减，精矿产率先增加后降低，金回收率先增加后降低，最佳浮选浓度为28.08%。

（2）浮选时间条件试验。为了确定最佳浮选时间，在金矿选矿厂采用分批刮泡的方式，开展了浮选时间试验。由表5可知，随着浮选时间的增加，精矿品位递减，浮选时间达到5 min时，累计精矿品位为26.82 g/t，累计回收率为80.38%，继续增加浮选时间，5 min后的产品精矿产率及金品位明显降低，第6~7 min金回收率仅为0.45%。因此，确定适宜的小试粗选浮选时间为5 min。

（3）闭路试验。在适宜的浮选浓度、细度和时间的基础上，开展一粗二扫二精闭路试验，工艺流程见图4，试验结果见表6。

（1）浮选浓度对浮选时间的影响。为了研究工艺优化后浮选浓度对选厂浮选时间和放大系数的影响，在磨矿细度和药剂制度基本相同的工艺条件下，开展了不同浮选浓度下的浮选时间工业试验，试验结果见表7。由表7可知，随着浮选浓度的增加，浮选时间递减；浮选浓度在25.17%~33.17%范围内，精矿品位随浮选浓度的增加而递减，金回收率先增加后降低，当浮选浓度为29.54%时，粗选回收率为73.41%。

（2）充气量和浮选液位对浮选时间的影响。控制浮选浓度约为29.54%，开展了不同充气量及浮选液位对浮选指标的影响试验，工业试验结果见表8。由表8可知，随着浮选液位的不断升高，需适当降低充气量，浮选时间逐渐增加，在该范围内，精矿品位递增，对回收率影响较小。

（3）处理量对浮选时间的影响。控制浮选浓度约为29.45%，开展了不同处理量对应的浮选时间对浮选指标的影响试验，每个批次的运行时间为60 h，工业试验结果见表9。由表9可知，除第2个试验批次的原矿品位略有降低外，其余批次原矿品位较为接近。随着选矿日处理量的增加，磨矿产品 -74 μm含量递减，金精矿产率在7.40%~9.91%范围内波动，金富集比在8.55~11.39范围内波动，金回收率逐步降低。结合金精矿品位、金回收率和处理能力，得到选厂最佳矿石处理量为1 704 t/d。

在此基础上进行浮选时间和放大系数的计算，结果见表10。由表10可知，当选厂处理量为1 704 t/d时，粗选浓度为29.28%，浮选试验确定的浮选时间为21 min，选厂实际浮选时间为84.08 min，实际粗扫选K值范围为3.96~4.21，平均值为4.10。实际精选K取值范围为3.66~4.00，平均值为3.81。选厂生产指标相比实验室小型浮选试验指标，原矿品位降低了0.06 g/t，精矿产率增加了0.38%，金回收率提高了0.10%，金富集比降低了0.45，生产和实验室小型浮选指标相近，有效地指导了选厂的生产，达到了预期目标。

（1）对于微细粒蚀变岩型难选金矿，选厂设计处理量为1 500 t/d。实验室小型浮选试验粗选浓度为25%，浮选时间为31 min（粗扫选为24 min，精选为7 min）；选厂设计浮选时间为54 min（粗扫选为36 min，精选为18 min），粗扫选K值为1.5，精选K值为2.50~2.67，浮选平均K值为1.74；选厂实际粗扫选K值为1.86~2.41，实际精选K值为1.88~3.45，浮选平均K值为2.23。选厂达产后相比较设计时的试验指标，原矿金品位降低了0.87 g/t，精矿产率降低了2.91%，金回收率降低了1.48%，金富集比降低了0.29。

（2）由于矿石性质发生变化，该选厂开展了实验室浮选小型试验，相比较设计时的浮选试验，浮选浓度由25%提高至28%，-74 μm含量由75%降低至71%，捕收剂丁基黄药更换为异戊基黄药，粗选Na₂CO₃用量增加了500 g/t，CuSO₄用量降低了200 g/t，扫选取消了CuSO₄和Na₂CO₃的添加，浮选时间由31 min降低至21 min。通过在选厂开展相同磨矿细度、浮选浓度和药剂制度条件下的不同矿石处理量工业试验，确定了选厂最佳的矿石处理量为1 704 t/d。浮选工业试验取得了和实验室浮选小型试验相近的浮选指标，较好地指导了选矿厂的生产，通过优化浮选条件，提高了生产效率，缩短了生产周期，降低了生产成本。

（3）在矿石处理量为1 704 t/d的基础上，开展了选厂浮选工艺考察。根据实验室浮选试验确定的浮选时间和各作业的浮选机容积、浮选浓度等指标，计算了选厂各浮选作业的浮选时间和K值。选厂总浮选时间达到84.08 min，浮选时间K值为4.00。粗扫选K值为3.96~4.21，平均值为4.10，精选K值为3.66~4.00，平均值为3.81。研究结果可为同类型矿山的选厂设计提供参考依据。